張 雷
(1.徐州礦務(wù)集團有限公司,江蘇 徐州221000;2.中國礦業(yè)大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院,江蘇 徐州221000)
眾所周知,沿空掘巷能夠大大增加煤礦的開采率,而且巷道的應(yīng)力分布以及維護條件等方面都比在巷道中設(shè)置寬煤柱要好很多,因此這種方法在我國煤炭開采方面大范圍運用。為了避免相鄰工作面的采掘活動給沿空掘巷帶來的擾動影響,一般情況下在相鄰工作面的巖層區(qū)域穩(wěn)定后,再進行沿空掘巷作業(yè)。有時由于單翼采區(qū)設(shè)計與采掘交替緊張的影響,相鄰工作面回采完成后就直接開始下個工作面的掘進,因此必須對它的掘進干擾進行控制,通常采取的方式就是設(shè)計一定寬度的區(qū)段礦柱來提供支撐,但是這樣將限制了煤礦的采出率,同時也給維護增加了難度,想要增加采出率的同時還能降低維護難度,可以將窄煤柱掘進巷道設(shè)計在鄰近工作面的一邊,這種方法也叫做迎采動面沿空掘巷。這種沿空掘巷和原來的沿空掘巷具有很大區(qū)別,包括它受到了相鄰工作面整個施工階段帶來的動壓作用,巷道形變強烈,不易維護[1-2]。這種沿空掘巷主要受到了上個區(qū)間工作面回采產(chǎn)生的大量動壓作用,并在不穩(wěn)定的空區(qū)邊部進行巷道的掘進,巷道同時會遇到頂板巖石大結(jié)構(gòu)關(guān)鍵塊開裂、回轉(zhuǎn)、下沉等,給巷道維護帶來了很大困難。目前由于礦山開采需求的不斷增加,采掘矛盾日益凸顯,這種單翼開采的礦井顯得極為突出[3-4]。
我國很多學(xué)者對迎采動沿空掘巷進行了一些研究,并取得了豐碩的成果,趙瑤等[5]以陳四樓礦為研究背景,探索了在小煤柱異常破碎、礦壓顯現(xiàn)問題嚴(yán)重等難題,通過優(yōu)化支護參數(shù),迎采動沿空掘巷取得了良好的支護效果;于洋等[6]為了解決神華單翼開采礦井接續(xù)問題,利用數(shù)值模擬和現(xiàn)場實測的方法對迎采動沿空掘巷的圍巖特征的時空效應(yīng)進行研究,建立“高阻支護、分段控制、動態(tài)監(jiān)測、頂板穩(wěn)控、固結(jié)煤幫”的控制原則以及“分段錨網(wǎng)索梁結(jié)合加強支護”的動態(tài)控制方式,可以對巷道兩邊形變以及迎采動沿空掘巷形變進行很好的控制;王猛等[7]通過理論計算、數(shù)值模擬和現(xiàn)場實測等綜合性手段對迎采動沿空掘巷巖層穩(wěn)定性控制采取詳細研究,同時給出有效的留柱尺寸,并將其設(shè)計在應(yīng)力降低部位,同時提出利用高強度大延伸率錨桿支護,控制巷道圍巖變形,提高小煤柱關(guān)鍵部位的承載能力,最大限度的控制迎采動沿空掘巷的變形。以上研究都是基于迎采動沿空掘巷方面進行的,而對沖擊礦壓和迎采動共同作用下維護沿空巷道的研究基本未涉及,為此,針對張雙樓煤礦的實際情況,對在沖擊礦壓和迎采動共同作用下沿空掘巷的巷道防沖控制技術(shù)進行研究。
張雙樓煤礦位于江蘇省徐州市西北沛縣安國鎮(zhèn)境內(nèi),礦井于1986 年12 月建成投產(chǎn)。主、副井井口標(biāo)高+38.5 m。92606 工作面的標(biāo)高為-750 m,屬于西三采區(qū)工作面,西部與陷落柱3#保護煤柱相鄰,東部從-750 開始,沿西三9#煤運輸上山,北側(cè)屬于未開采區(qū),南側(cè)與92604 工作面采空區(qū)相鄰。工作面煤層厚度1.1~4.2 m,平均厚度約2.7 m,煤層結(jié)構(gòu)簡單,為較穩(wěn)定的中厚煤層。工作面西部發(fā)育1 處煤層變薄區(qū),煤厚1.6~2.0 m。工作面西部發(fā)育偽頂泥巖,走向NW,帶寬平均約102 m,平均厚度2.5 m。工作面走向長920 m,傾向長172.7 m,可采儲量95萬t,工作面標(biāo)高-621.4 m 至-723.0 m,工作面直接頂板為中細砂巖,厚度約31.35 m,巖性特征灰色、白色,由長石、石英組成,暗色礦物含量較大,呈泥質(zhì)膠接結(jié)構(gòu),水平層理構(gòu)造。部分區(qū)域出現(xiàn)泥巖頂板,厚度不超過5 m。92606 工作面和92608 工作面布置關(guān)系簡圖如圖1。
圖1 92606 和92608 工作面布置關(guān)系簡圖Fig.1 Layout of 92606 and 92608 working faces
92606 工作面與92608 工作面均處在-750 m 水平西三采區(qū),煤層厚1.1~4.2 m,平均厚度在2.70 m左右,礦層結(jié)構(gòu)不復(fù)雜,屬穩(wěn)定的中厚層煤礦。92608工作面的材料巷掘進與92606 工作面的回采相向而行,當(dāng)兩面相距距離小于《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定的距離時,停掘92608 工作面材料巷,只進行92606 工作面的回采工作。由于92606 工作面和92608 工作面的頂板巖性為砂巖,硬度較大,回采之后能夠起到穩(wěn)定支撐作用。
針對92606 工作面的回采以及92608 工作面沿空巷道掘進來說,主要面臨以下難題:
1)9#煤上方賦存厚層砂巖頂板,來壓步距大,在92606 工作面隅角形成懸頂,對本工作面造成安全隱患,加大沖擊危險性。
2)92606 工作面頂板應(yīng)力變化強烈,采動動壓較高,能夠在一定程度上影響92608 工作面材料巷的穩(wěn)定,后期92608 工作面材料巷復(fù)掘帶來困難與安全隱患。
3)92606 與92608 2 個工作面的頂板巖性均為砂巖,其硬度較大,92606 工作面在回采過程中,其支承壓力容易引起92608 工作面材料道出現(xiàn)劇烈形變。想要降低92606 工作面回采產(chǎn)生的擾動作用,應(yīng)當(dāng)在92606 運輸巷位置開展實施切頂爆破技術(shù)的研究與應(yīng)用。
因為地質(zhì)環(huán)境的復(fù)雜多變,包括頂板地層的裂隙、節(jié)理、裂隙等構(gòu)造影響,空區(qū)處理手段、開采技術(shù)條件以及巷道支護現(xiàn)狀等因素影響,容易造成空區(qū)基本頂板層位出現(xiàn)斷裂,其出現(xiàn)斷裂的區(qū)域一般出現(xiàn)在以下3 個區(qū)域:煤壁上方、煤壁內(nèi)部、煤壁外懸露某長度。上述3 種斷裂時的頂板破斷線位置及應(yīng)力分布如圖2,如果采空區(qū)中,基本頂?shù)膽翼旈L度增加,將會在礦體中產(chǎn)生較大的應(yīng)力集中,同時擴大了巷道側(cè)幫的塑性范圍與破壞區(qū)域。
圖2 頂板破斷線位置及應(yīng)力分布Fig. 2 Broken line position and stress distribution of roof
由圖2 可知,斷裂出現(xiàn)在煤壁內(nèi)側(cè)時最好,然而92608 工作面的材料巷的掘進工作早已結(jié)束,斷裂發(fā)生在煤壁內(nèi)側(cè)時,巖石斷裂質(zhì)量直接作用于礦體上,往往會造成煤柱發(fā)生失穩(wěn)垮塌,嚴(yán)重威脅著92608 材料巷與92606 運輸巷,因此在此采用煤壁上方斷裂,也就是92606 運輸巷的下部區(qū)域。
巷道的上部巖層將應(yīng)力傳遞到巷道上部直接頂山,從而對巷道產(chǎn)生影響,如果上部煤層被開采出去,上部巖層的垮落性質(zhì)、垮落后的賦存方式直接受到基本頂巖體的斷裂性質(zhì)、坍塌之后的賦存方式影響[8-11]。沿空掘巷與上覆巖體結(jié)構(gòu)的關(guān)系示意圖如圖3,沿空巷道處在塊體A 下部。
圖3 沿空掘巷與上覆巖體結(jié)構(gòu)的關(guān)系示意圖Fig. 3 Diagram of relationship between gob side entry and overlying rock mass structure
根據(jù)圖3 可知,塊體A 是這個工作面上部的基本頂,塊體B1、B2均屬于這個工作面采空側(cè)的弧形三角塊,塊體C 屬于該工作面空區(qū)斷裂的巖體。
如果采空區(qū)沒有被垮落帶完全填充,沿空巷道的荷載基本上都是A、B1塊體與B2構(gòu)成的鉸接弧形三角塊與上部巖體施加。如果垮落帶的高度不大,塊體B1、A 于B 點,塊體B1、B2于A 點構(gòu)成了膠接結(jié)構(gòu),B2塊利用A 鉸接點把應(yīng)力傳到B1塊上,塊體B1利用B 鉸接點把應(yīng)力傳到A 塊上。這個階段沿空巷道將承擔(dān)來自塊體A、B1、B2與上部巖體的總質(zhì)量,所承受的應(yīng)力很大,因此往往會發(fā)生形變。
如果采空區(qū)被垮落帶完全調(diào)控,巖塊B2將應(yīng)力傳遞給采空區(qū)巖石,這個階段沿空巷道只承擔(dān)塊體A、B1與上部巖體的荷載,因此該巷道的應(yīng)力最低,形成的形變也最小。
所以頂板爆破孔的深度造成垮塌的巖體可以完全充滿采空區(qū),因此確保沿空巷道具有較小的壓力。將垮落帶巖體的平均碎脹系數(shù)控制在1.3~1.4,那么爆破孔深度為[12-14]:
式中:h 為爆破孔深度,m;K 為巖體碎脹系數(shù),取1.3~1.4;m 為煤層厚度,m。
92606 工作面煤層厚度為1.1~4.2 m,因此爆破孔深取3.3~12.6 m。
按照有關(guān)資料,可通過以下公式來求解爆破孔破碎圈半徑RP[15-16]:
式中:ρ0為炸藥密度,t/m3;rc為炸藥半徑,mm;Rp為裂隙圈半徑,m;b 為切向應(yīng)力、徑向應(yīng)力比例系數(shù);n 為爆轟氣體碰撞孔壁時壓力放大系數(shù),根據(jù)K K 安德列夫和A 別遼耶夫的研究,n=8~11;rb為炮眼半徑,mm;u 為泊松比;a 為應(yīng)力衰減系數(shù);De為炸藥爆速,km/s;ST為煤巖抗拉強度,MPa;p 為徑向應(yīng)力峰值,MPa。
92606 工作面中,選擇二級乳膠炸藥實現(xiàn)頂板爆破,根據(jù)相關(guān)的要求,爆破速度3.2 km/s,炸藥直徑27 mm,密度1.164 t/m3,炮孔半徑21 mm,另外巖石泊松比取值0.35,而對應(yīng)的抗拉強度在5 MPa 左右,其結(jié)果顯示,裂隙圈直徑達到了1 m,由此推導(dǎo)得到相鄰炮孔間距不大于1 m,效果較好。
為了進行效果對比分析,設(shè)計了4 種爆破技術(shù)方案,便于對比分析。
1)方案1。92608 運輸巷切頂爆破從回采進尺點400 m 開始向外施工,鉆孔半徑21 mm,深為18 m,該孔和水平方向間的角為60°,和巷道中線間形成的角在5°~10°范圍中,偏向工作面老采空區(qū)方向,鉆孔間距5 m,開鉆之處所對應(yīng)的運輸巷頂板下肩窩首個錨桿向上幫0.2 m 的位置為第1 個鉆孔。該方案主要考慮防沖。切頂方案1 鉆孔布置如圖4。
2)方案2。鉆孔直徑42 mm,其孔深0.8 m,鉆孔、巷道下幫間的角在3°~7°范圍內(nèi),相鄰孔間隔1 m,如果和原施工孔定位一致,就不重新鉆孔,或是施工點位于錨桿點甚至對施工產(chǎn)生影響,則鉆孔位置可進行相應(yīng)的調(diào)整,而間隔調(diào)整量在±0.5 m 之間。開鉆之處所對應(yīng)的運輸巷頂板下肩窩首個錨桿向上幫0.2 m 的位置為第1 個鉆孔。
3)方案3??咨? m,間距0.5 m,爆破豎直向上施工。
4)方案4??咨? m,間距0.5 m,爆破豎直向上施工。
切頂方案2、方案3、方案4 示意圖如圖5。
圖5 切頂方案2、方案3、方案4 示意圖Fig. 5 Schematic diagram of cutting scheme 2, 3 and 4
不同位置爆破孔施工參數(shù)示意圖如圖6。根據(jù)圖6,在92606 工作面處于92608 材料巷掘進頭時,同時其運輸巷所處點于下幫方向進行切頂卸壓,截止3 月5 日時,該工作面距離材料道掘停面之間達到350 m 以上,該情況下92608 工作面材料道將再次被投入使用。而切頂爆破這一相關(guān)操作里,該工作面中,對運輸巷頂板進行了爆破方案的試驗,4 種方案中孔深和孔間距參數(shù)表見表1。
圖6 不同位置爆破孔施工參數(shù)示意圖Fig.6 Schematic diagram of blasting hole construction parameters at different positions
表1 4 種方案中孔深和孔間距參數(shù)表Table 1 Parameters of hole depth and hole spacing infour schemes
在材料巷再次使用前,首先應(yīng)該對測點進行設(shè)定,4 種不同爆破方案,對其頂?shù)装甯?、巷道寬度富余量進行監(jiān)測得到的巷道寬度及高度分別為:①3 735 mm,2 006 mm;②4 060 mm,2 000 mm;③4 427 mm,2 139 mm;④4 491 mm,2 225 mm。
對比第3 和第4 爆破方案,92608 工作面中的材料巷對應(yīng)的高度、寬都有富裕的剩余量,有較理想的效果:在第1 個方案中,兩幫、頂?shù)装甯叨榷疾粔虼螅锏赖男巫兎浅C黠@,所以所得結(jié)果來看,孔深6 m 和8 m,孔間距0.5 m 時與實際更相符,如此其求解的結(jié)果和上文相同,也反映出構(gòu)建的切頂巷參數(shù)優(yōu)化技術(shù)效果理想,而且合理性良好。
鉆機為錨桿鉆機,裝藥量2 kg,封孔深度為3 m,爆破方式為雷管引爆封孔優(yōu)化技術(shù),使得爆破更為安全可靠,而且其效果更理想,能夠在很大程度上降低了爆破給92606 工作面中運輸巷頂板所帶來的破壞力。
3.3.1 巷道變形規(guī)律
在92606 工作面運輸巷共采用了4 種切頂爆破方案,分別為:①孔間距5 m,孔深18 m;②孔間距1 m,孔深8 m;③孔間距0.5 m,孔深8 m;④孔間距0.5 m,孔深6 m。爆破完成后,92606 工作面進行回采,回采后92608 材料巷剩余巷道寬度如圖7,92608 材料巷剩余巷道高度如圖8。
圖7 92608 材料巷剩余巷道寬度Fig.7 Remaining roadway width of 92608 material roadway
圖8 92608 材料巷剩余巷道高度Fig.8 Remaining roadway height of 92608 material roadway
從所得結(jié)果來看,孔深6 m 和8 m,孔間距0.5 m 時實際更相符。以實際情況來看,孔深6 m,由于靠近頂板,因此工作面中,其運輸巷頂板受到了較大破壞,所以孔深8 m,孔間距0.5 m 的爆破更為理想。
3.3.2 效果總結(jié)
1)在實施第1 種方案時,工作面下隅角出現(xiàn)懸頂,長度達到約20 m;根據(jù)巷道變形觀測,在相對應(yīng)的92608 材料巷兩幫最大位移量為1.8 m,其中低幫位移量為240 mm,其它為高幫位移量;頂?shù)装逡平繛?.02 m。
2)在實施第2 種方案時,工作面下隅角出現(xiàn)懸頂,長度達到約10 m;根據(jù)巷道變形觀測,在相對應(yīng)的92608 材料巷兩幫最大位移量為0.55 m,其中低幫位移量為240 mm,其它為高幫位移量;頂?shù)装逡平繛?.84 m。
3)選擇第3、第4 方案時,工作面下隅角出現(xiàn)基本無懸頂,頂板跟隨支架垮落。
4)通過實施頂板切頂,有效控制了本工作面隅角懸頂與沿空巷道的采動變形。
5)從所得結(jié)果來看,孔深度為6 m 和8 m,孔間隔0.5 m 的安排和實際更相符。當(dāng)92606 局部工作面相對完整無構(gòu)造的情況下,爆破方案以孔深6 m,孔間距0.5 m 時,更符合實際。當(dāng)92606 局部頂板破碎時,可選用孔深8 m,間距為0.5 m 的爆破方案。
1)針對沖擊礦壓和迎采動共同作用下維護沿空巷道問題,采用切頂護巷防沖控制技術(shù),有效控制窄煤柱巷道的變形。
2)基于理論分析和爆破切頂護巷技術(shù),針對92606 工作面實際情況確定了頂板爆破孔深度為3.3~12.6 m,2 個炮孔間距不大于1 m,切頂效果較好。
3)根據(jù)92606 工作面的實際情況,提出了4 種切頂護巷防沖控制技術(shù)方案,通過方案比較,得出當(dāng)孔深8 m 和6 m,間距0.5 m,爆破豎直向上施工時,工作面下隅角出現(xiàn)基本無懸頂,頂板跟隨支架垮落。同時,當(dāng)92606 工作面局部相對完整無構(gòu)造的情況下,爆破方案以孔深6 m,孔間隔0.5 m 和實際需求更為相符。當(dāng)92606 局部頂板破碎時,可選用孔深8 m,間距0.5 m 的爆破方案。